楊東輝，黃慶國，呂兆恒

(山西大同大學(xué) 煤炭工程學(xué)院，山西 大同 037003)

淺埋深近距離堅硬頂板煤層上行開采實踐

楊東輝，黃慶國，呂兆恒

(山西大同大學(xué) 煤炭工程學(xué)院，山西 大同 037003)

基于中盛煤業(yè)有限公司近距離煤層埋藏淺、厚度小、頂板堅硬、層間距較近的開采條件，利用比值分析法、“三帶”判別法、數(shù)理統(tǒng)計分析法、圍巖平衡法對7號煤層上行開采的可行性進(jìn)行了分析，判定7號煤層位于9號煤層覆巖裂縫帶之中的上位，9號、10號煤層的開采對7號煤層影響很小。通過對7號煤層703首采工作面現(xiàn)場實測，得出了該工作面沿走向和傾向的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律以及支架工作阻力分布特征。研究表明:7號煤層可進(jìn)行上行開采，703工作面直接頂初次垮落步距29.3m，基本頂初次來壓步距33.7m，周期來壓步距平均19.6m，整面來壓基本同步，來壓動載系數(shù)1.66，較為明顯；工作面支架初撐力偏低，導(dǎo)致部分頂板異常破碎，嚴(yán)重影響工作面安全，因此，應(yīng)加強支架升架管理，防止出現(xiàn)冒頂事故。研究結(jié)果為類似條件下上行開采現(xiàn)場實踐提供一定的參考和指導(dǎo)。

近距離煤層；堅硬頂板；上行開采；首采工作面；礦壓顯現(xiàn)

近年來，我國快速發(fā)展的安全高效技術(shù)，已使部分礦區(qū)賦存條件好的煤層迅速接近枯竭，這促使人們高度重視近距離煤層的開采[1]。當(dāng)煤層相距較近，且采用垮落法處理采空區(qū)時，下煤層先采后，上煤層將隨下煤層采空區(qū)上覆巖層垮落而遭受破壞，嚴(yán)重時上煤層無法開采，因此，煤層間很少采用上行開采順序[2]。汾西礦業(yè)集團中盛煤業(yè)有限公司主要開采7號、9號和10號煤層，屬近距離煤層。由于7號、9號煤層為薄及不穩(wěn)定煤層，且煤質(zhì)較差，開采困難，短期內(nèi)難以達(dá)到設(shè)計生產(chǎn)能力，故礦井采用先采下部10號煤層的開采方法。

目前，礦井10號煤層已采完，9號煤層大部分已開采，尚有7號和部分9號煤層資源，形成了上行開采的現(xiàn)狀。為了順利開采7號煤層資源，需要分析判斷上行開采的可行性，并對上行開采過程中首采工作面頂板壓力進(jìn)行現(xiàn)場實測，掌握該工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，確定合理的支護(hù)范圍，為相似條件下工作面頂板管理及巷道支護(hù)提供一定的參考。

1 工程概況

中盛煤業(yè)有限公司井田總體構(gòu)造形態(tài)以大型寬緩褶曲為主，斷層與陷落柱十分發(fā)育，地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜程度為中等類型。礦井主采7號、9號、10號煤層，屬低瓦斯礦井，其中，7號煤層厚1.50～1.86m，平均1.7m，中間有一層夾矸，厚0.6m；9號煤層厚0.9m；10號煤層厚1.86m。7號與9號煤層間距平均22.60m，層間多為中粒砂巖和石灰?guī)r，巖層硬度高，整體性較好；9號與10號煤層間距平均6.45m，層間多為泥巖，強度較低。7號煤層屬于不穩(wěn)定的局部可采煤層，頂板為4.0～6.0m厚的K4石灰?guī)r，呈層狀結(jié)構(gòu)，層間整合接觸，靠近煤層的一層厚度約0.8m，比較完整，穩(wěn)定性好，堅硬牢固。

7號煤層首采面為703綜采面，走向長度660.5m，傾斜長度119.5m，傾角4～11°，煤層堅固性系數(shù)為1.4～1.7，平均埋深180m，在可采范圍內(nèi)，層理發(fā)育，結(jié)構(gòu)簡單，賦存穩(wěn)定。703工作面下部為9號煤層的904工作面采空區(qū)，再往下為10號煤層的101107和101112工作面采空區(qū)，其上部35m為4號可采煤層，目前未采動。

703工作面采用MG2×125/560-WD型采煤機，ZY3200-12/29型兩柱掩護(hù)式液壓支架以及SGZ-764/400型刮板輸送機，運輸平巷鋪設(shè)1部SZB730/75型轉(zhuǎn)載機和1部DSJ1080/160型膠帶輸送機。工作面安裝89架ZY3200-12/29型基本支架和3架ZYG3800-12/29型過渡支架，其中基本支架額定初撐力為2700kN，額定工作阻力為3200kN。

2 7號煤層上行開采可行性分析

2.1 比值分析法

目前國內(nèi)關(guān)于煤層間或煤層群間能否采用上行式開采的各種判別方法，基本上都是圍繞層間距和下位煤層采厚進(jìn)行[3-6]。

對于多煤層之間上行開采的判別，可以建立式(1)[4]：

(1)

式中，Kn=Hn/Mn+1；H1，H2，…，Hn為下煤層與第一層煤之間的層間距；M2，M3，…，Mn+1為除一層以外下部各煤層的厚度。

代入數(shù)據(jù)，得：

根據(jù)我國煤層群開采實踐過程中的經(jīng)驗[4]，綜合采動影響倍數(shù)大于6.3，也即是下位9號、10號煤層的開采將不影響7號煤層的正?；夭伞?/p>

2.2 “三帶”分析法

上行開采破壞了巖層原有的應(yīng)力平衡狀態(tài)，必將產(chǎn)生明顯的分帶，若使上位煤層不受下位煤層開采的影響，其應(yīng)處于下位煤層開采產(chǎn)生的裂縫帶以上的位置，這樣整體性能夠保持良好，并無大的臺階錯動[3-6]。

9號與7號煤層間含有石灰?guī)r、中粒砂巖等堅硬巖層，9號煤層開采后能形成懸頂，垮落帶高度Hm按式(2)計算，裂縫帶高度Hl按式(3)計算[4-6]：

(2)

式中，M為煤層開采厚度，9號煤層厚取0.90m；K0為垮落巖石的殘余碎脹系數(shù)，取1.2；α為煤層傾角，取11°。

(3)

代入數(shù)據(jù)，得：

9號與7號煤層間距19.50～26.30m，平均22.60m，可知7號煤層位于9號煤層開采引起的垮落帶之上，裂縫帶之中的上位，故9號、10號煤層的開采對7煤層影響很小或不會對7號煤層產(chǎn)生影響。

2.3 數(shù)理統(tǒng)計分析法

根據(jù)我國煤礦上行開采的部分實例，回歸分析出上行開采的必需層間距[3-6]：

H>1.14M+4.14+Ms

(4)

式中，Ms為上煤層厚度，取1.7m。

代入數(shù)據(jù)，得：

Hmin=1.14×(1.86+0.9)+4.14+1.7=8.99(m)<22.60(m)

從數(shù)理統(tǒng)計的經(jīng)驗來看，煤層間距能夠滿足進(jìn)行上行開采的條件。

2.4 圍巖平衡法

下位煤層的開采必然引起覆巖在一定程度上的變形和破壞，產(chǎn)生縱向離層、橫向變形等大量采動裂隙，但開采過后，裂隙會重新閉合壓實，其中，縱向剪切變形導(dǎo)致煤巖層發(fā)生臺階錯動，破壞煤層結(jié)構(gòu)，從根本上影響著上行開采。下位煤層覆巖若能形成穩(wěn)定的力學(xué)結(jié)構(gòu)，控制煤巖層縱向臺階錯動，則有利于上行開采。覆巖中存在的厚而堅硬的，控制巖層運動的巖層稱為平衡巖層，該巖層的存在可以控制平衡巖層以上巖層的基本運動，使其不產(chǎn)生較大范圍的錯動[3-6]。因此，在考慮上行開采可行性時，必須考慮下位煤層覆巖巖性與結(jié)構(gòu)，上位煤層必須位于距離下位煤層最近的平衡巖層之上。

設(shè)從下位煤層的頂板到平衡巖層頂板的高度叫圍巖平衡高度，可用式(5)求算[3-5]：

Hp=M/(K1-1)+h

(5)

式中，M為下位煤層采高，取2.76m；K1為巖石的碎脹系數(shù)，取1.2～1.3；h為平衡巖層厚度，m。

根據(jù)工作面煤巖柱狀，7號煤層下部3.5m處存在厚度為4.0～6.0m平均 5.6m的K3石灰?guī)r,可以認(rèn)定其為平衡巖層，代入公式，得圍巖平衡高度[2.76/(1.2-1)]+5.6=19.4(m)<22.60(m)，因此，可以認(rèn)為9號、10號煤層的開采不會對7號煤層造成影響。

3 工作面礦壓觀測結(jié)果分析

為了分析判斷下位9號、10號煤層的開采對7號煤層的影響，采用YHY礦用本安型綜采支架壓力監(jiān)測系統(tǒng)，于2014年8月8日到11月20日，分別對703首采工作面8號、9號、44號、48號、49號、89號和90號支架的左右柱壓力進(jìn)行現(xiàn)場監(jiān)測，期間，工作面從距開切眼15.0m推至103.8m，平均經(jīng)歷5次周期來壓。703工作面巷道變形量觀測從距開切眼前方20m處開始，每隔20m布置1個測點，共計6對，至距開切眼120m，具體測點布置[7-8]詳見圖1。

圖1 703工作面礦壓觀測測點布置

3.1 沿工作面走向礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

根據(jù)觀測資料，整理得出工作面基本頂歷次來壓步距及動載系數(shù)統(tǒng)計表[7-8]，詳見表1，并繪制出支架工作阻力沿工作面推進(jìn)方向的分布曲線圖，其中44號、49號支架工作阻力分布如圖2所示。

綜合分析可以得出以下結(jié)論：

表1 基本頂歷次來壓參數(shù)匯總

(1)隨著工作面開始推進(jìn)，直接頂從中部開始向兩側(cè)逐步垮落，初次垮落步距平均為29.3m。

(2)基本頂自49號支架附近開始出現(xiàn)初次來壓，逐漸向兩側(cè)延伸，來壓步距大體一致，最大36.8m，最小29.4m，平均33.7m，來壓影響時間平均3d左右。

(3)工作面基本頂周期來壓步距平均19.6m，其中工作面上部19.7m，中部19.2m，下部20.3m，整面基本頂周期來壓基本同步。

(4)工作面基本頂周期來壓動載系數(shù)平均1.66，其中工作面上部1.64，中部1.70，下部1.61，受頂板中堅硬石灰?guī)r的影響，整面基本頂周期來壓較為明顯。

3.2 沿工作面傾向礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

圖2 支架工作阻力與推進(jìn)距離關(guān)系

為了分析工作面沿傾向的頂板壓力分布以及在來壓期間和非來壓期間整面支架壓力分布情況，由實測數(shù)據(jù)統(tǒng)計出支架時間加權(quán)平均工作阻力最大值、平均值以及來壓期間、非來壓期間支架均值[7-8]，其統(tǒng)計結(jié)果如圖3所示。

圖3 支架加權(quán)工作阻力沿傾向分布

由圖3可以看出，703工作面支架加權(quán)工作阻力平均為1766kN，最大支架加權(quán)工作阻力整面平均為2882kN，分別占支架額定工作阻力的55.2%和90.1%。非來壓期間支架加權(quán)工作阻力整面平均為1434kN，來壓期間支架加權(quán)工作阻力整面平均為2499kN，分別占支架額定工作阻力的44.8%和78.1%。沿工作面傾向壓力分布中部大于兩端；兩端相比較，上部略大于下部，與現(xiàn)場礦壓顯現(xiàn)情況相吻合。

3.3 支架的適應(yīng)性分析

支架初撐力是工作面支架性能的一個重要參數(shù)[9-10]。回采期間整面支架初撐力分布如圖4所示，從圖4可以看出，支架初撐力多集中在800～2000kN，占整面支架初撐力分布的71.4%，呈正偏態(tài)分布，整面支架初撐力偏低，平均1155kN，為支架額定初撐力的42.8%，導(dǎo)致工作面下部頂煤異常破碎，造成支架頂梁或后部架空，嚴(yán)重影響工作面的安全，因此，應(yīng)加強支架升架管理，提高支架初撐力，制訂頂板控制措施，防止出現(xiàn)冒頂事故。

圖4 整面支架工作阻力分布

支架時間加權(quán)平均工作阻力可以反映支架的全部受力情況[9-10]，整面支架時間加權(quán)工作阻力如圖4(b)所示。從圖4(b)可以看出，支架工作阻力多集中在1200～2400kN，占整面支架工作阻力分布的64.9%，呈近乎標(biāo)準(zhǔn)的正態(tài)分布，具有較大的工作阻力富裕系數(shù)，故支架選型較為合理。

4 結(jié) 論

(1)利用比值分析法、 “三帶”判別法、數(shù)理統(tǒng)計分析法、圍巖平衡法對7號煤層上行開采的可行性進(jìn)行分析，可以得出，7號煤層位于9號煤層開采引起的裂縫帶之中的上位，故9號、10號煤層的開采對7號煤層影響很小或不會對7號煤層產(chǎn)生影響。

(2)通過對703工作面礦壓監(jiān)測分析得出，受頂板中堅硬石灰?guī)r的影響，工作面來壓期間動載系數(shù)較大，周期來壓步距較小，自中部向兩側(cè)逐漸延伸。

(3)工作面支架初撐力偏低，導(dǎo)致部分頂煤異常破碎，嚴(yán)重影響工作面安全，因此，應(yīng)加強支架升架管理，防止出現(xiàn)冒頂事故。總體上，ZY3200-12/29型液壓支架具有較大的工作阻力富裕系數(shù)，選型較為合理。

(4)為類似條件下的小礦井延長服務(wù)年限，提高資源采出率，保證安全高效開采提供一定的指導(dǎo)和參考。

[1]單曉云，王永申，趙毅鑫，等.近距離薄煤層綜采覆巖移動及其與支架相互作用關(guān)系研究[J].煤炭工程，2008，40(1)：67-69.

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[責(zé)任編輯：鄒正立]

Ascending Mining Practice of Coal Seam with Harden Roof and Short Distance in Shallow

YANG Dong-hui，HUANG Qing-guo，LV Zhao-heng

(Coal Engineering School，Shanxi Datong University，Datong 037003，China)

On the basis of mining situation of Zhongsheng coal Co.，Ltd.，which is coal seam with short distance and in shallow，small thickness，harden roof，low inter layers distance.The feasibility of ascending mining of the seventh coal seam was analyzed by ratio analysis method，‘three zone’ discrimination method，statistical analysis method and surrounding rock balance method，the seventh coal seam located in the overburden fracture zone of the ninth coal seam，the influence that mining in the ninth and tenth was small to the seventh coal seam.After test in practical of the first working face(703 working face)in the seventh coal seam，then the strata behaviors that along the strike and dip and support resistance distribution characters were obtained，the first caving distance of the immediate roof of 703 working face is 29.3m，the first caving distance of the basic roof is 33.7m，an average periodic pressure distance is 19.6m,the strata pressure of all working face was almost synchronization，dynamic coefficient is 1.66.But the setting load of working face support was small，so some part of roof was broken seriously，and the safety of working face was influenced obviously.So working face support hoisting management must be improved，roof fall must be prohibited.The results reference for similar situation.

short distance coal seam；harden roof；ascending mining；first working face；strata behaviors

2016-08-24

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.01.008

國家安全生產(chǎn)監(jiān)督管理總局2010年安全生產(chǎn)重點科技資助項目(2010-129)；山西大同大學(xué)科學(xué)研究項目(2013Q6)

楊東輝(1986-)，男，河南商水人，碩士研究生，主要從事采礦理論與技術(shù)的教學(xué)和研究工作。

楊東輝，黃慶國，呂兆恒.淺埋深近距離堅硬頂板煤層上行開采實踐[J].煤礦開采，2017，22(1)：31-35.

TD327.2

A

1006-6225(2017)01-0031-05